地质力学学报  2020, Vol. 26 Issue (4): 459-470
引用本文
杨忠平, 蒋源文, 李滨, 高杨, 刘新荣, 赵亚龙. 采动作用下岩溶山体深大裂隙扩展贯通机理研究[J]. 地质力学学报, 2020, 26(4): 459-470.
YANG Zhongping, JIANG Yuanwen, LI Bin, GAO Yang, LIU Xinrong, ZHAO Yalong. Study on the mechanism of deep and large fracture propagation and transfixion in karst slope under the action of mining[J]. Journal of Geomechanics, 2020, 26(4): 459-470.
采动作用下岩溶山体深大裂隙扩展贯通机理研究
杨忠平1,2,3, 蒋源文1,2,3, 李滨4, 高杨4, 刘新荣1,2,3, 赵亚龙1,2,3    
1. 重庆大学土木工程学院, 重庆 400045;
2. 山地城镇建设与新技术教育部重点实验室(重庆大学), 重庆 400045;
3. 库区环境地质灾害防治国家地方联合工程研究中心(重庆), 重庆 400045;
4. 中国地质科学院地质力学研究所, 北京 100081
摘要:岩溶坡体裂隙的扩展贯通是造成坡体失稳破坏的重要因素。为研究采动作用下高陡岩溶坡体随裂隙扩展贯通的失稳破坏机理,采用离散元(Universal Distinct Element Code,UDEC)数值模拟,研究了采动作用下坡体裂隙的发展规律。研究结果表明:采动作用对岩溶坡体的稳定性具有重要的影响作用,主要表现在煤层上覆岩体新生裂隙的发育以及诱发坡体原有裂隙的扩展;坡体内部裂隙的发育具有一定的时空效应,裂隙带高度随着采空区范围的增加而增加;坡体原有深大裂隙对坡体的破坏具有控制作用,坡体破坏时崩滑体沿着主控裂隙发生滑动;二维模型显示,含深大裂隙岩溶坡体在采动作用下形成类似"悬臂梁结构",悬臂梁结构沿着主控裂隙发生断裂,坡体中间软岩被挤出,最终主控裂隙与临空面扩展贯通,坡体发生崩塌破坏。
关键词岩溶山体    裂隙    离散元    采空区    采矿    
DOI10.12090/j.issn.1006-6616.2020.26.04.039     文章编号:1006-6616(2020)04-0459-12
Study on the mechanism of deep and large fracture propagation and transfixion in karst slope under the action of mining
YANG Zhongping1,2,3, JIANG Yuanwen1,2,3, LI Bin4, GAO Yang4, LIU Xinrong1,2,3, ZHAO Yalong1,2,3    
1. School of Civil Engineering, Chongqing University, Chongqing 400045, China;
2. Key Laboratory of New Technology for Construction of Cities in Mountain Area(Chongqing University), Ministry of Education, Chongqing 400045, China;
3. National Joint Engineering Research Center for Prevention and Control of Environmental Geological Hazards in the TGR Area, Chongqing University, Chongqing 400045, China;
4. Institute of Geomechanics, Chinese Academy of Geological Sciences, Beijing 100081, China
Abstract: In order to study the failure mechanism of the high and steep karst slope under the action of mining,the development law of the slope fracture under the action of mining is studied by using the numerical simulation of universal distinct element code (UDEC). The results show that the mining action has an important influence on the stability of karst slope,which is mainly manifested in the development of new fissures in the overlying rock mass of the coal seam and the expansion and connection of the original fissures in the slope body; the development of the internal fissures in the slope body has a certain time-space effect,and the height of the fracture zone increases with the extension of the mined-out area; the original deep fissures in the slope body have certain damage on the slope body. Under the control action,when the slope is damaged,the landslide body will slide along the main control fracture; under the two-dimensional condition,the karst slope body with deep and large fracture will form a similar "cantilever beam structure" under the action of mining,the cantilever beam structure will break along the main control fracture,the soft rock in the middle of the slope body will be extruded,and finally the main fracture and the free face will expand and connect,and the slope body will collapse.
Key words: karst slope    fracture    UDEC    goaf    mining    
0 引言

中国西南地区岩溶地貌分布广泛,岩溶作用强烈、河谷深切、降雨集中,形成以高陡斜坡为主的地貌形态(张荣等,2019)。由于特殊的地层形成历史,这些高陡山体通常具有上硬下软的地层结构,在长期的风化剥蚀过程中形成了上陡下缓的“靴”型地貌; 在漫长的地质作用下,坡体中多发育深大岩溶裂隙结构面,成为采动滑坡的诱发因素之一(吴建林,1998)。

中国西南岩溶山区矿产资源较为丰富(王亮等,2019),采矿活动十分频繁,导致重大滑坡灾害时有发生,如武隆鸡冠岭滑坡(王国章等,2014李滨等,2015贺凯等,2018)、武隆鸡尾山滑坡(刘传正,2010冯振等,2012朱赛楠等,2018)、贵州关岭滑坡(殷跃平等,2010张建江等,2010)、湖北鹤峰红莲池铁矿山体崩塌(王章琼等,2014)、云南镇雄滑坡(殷跃平等,2013徐永强等,2015)等。这些滑坡不仅危及矿山设施、厂房和员工的生命安全,还对周边村庄带来灾难性的打击,给国家造成重大经济损失(魏伦武,2002李腾飞等,2011谢宏和王茂春,2012)。大量研究表明,含深大结构面山体的变形破坏特征与结构面的松动、扩展和贯穿密切相关。20世纪80年代,奥地利学者Miller(1983)意识到结构面对工程稳定有着至关重要的影响,正是由于它的存在,岩块和岩体才会在力学特性方面存在巨大差异。20世纪70年代,谷德振等(1979)提出“岩体稳定性主要受岩体结构控制”的重要观点。汤伏全(1989)汤伏全和梁明(1995)以韩城象山煤矿滑坡和山西焦家寨滑坡为例,研究了软弱结构面和开采裂缝对山体稳定性的影响;结果表明,采空区上覆岩层中软弱结构面受地下采空的影响首先破坏,其中控制性结构面决定了采空区滑坡的形成方式。Benko and Stead(1998)用有限元方法(Finite Element Method)和离散元法(Universal Distinct Element Code,UDEC)对加拿大Frank滑坡进行了研究,主要研究了斜坡结构面和区域构造对滑坡的影响,结果表明坡体结构面是滑坡发生的重要控制因素。Hungr and Evans(2004)指出,特大型岩质滑坡分为结构面控制型和非结构面控制型两大类,其中以结构面控制型滑坡较为常见。范士凯(2006)指出地下采矿扰动改变原有的结构面特征,尤其是控制性软弱结构面特征的改变,可能完全破坏其原有的结构面稳定状态,降低斜坡岩体的总体稳定性。徐晗等(2015)阐明了滑移型岸坡的破坏均是沿结构面滑动,其失稳的主要控制因素在于软弱结构面的强度参数较低。张御阳等(2017)研究了碎裂岩质边坡的变形破坏,其主要受自身结构及内部结构面控制,变形演化过程依循应力调整、时效变形和局部失稳3个阶段。以上学者对含深大结构面岩质边坡失稳破坏机理进行的详细研究,已经取得了一定的成果,但对于西南山区这种岩溶发育、裂隙分布广泛的坡体,采动作用下坡体随结构面松动、扩展和贯通变形破坏机理研究尚不多见,仍需深入研究。鉴于此,本文以贵州纳雍“8·28”特大崩滑灾害为研究对象,通过现场地质调研,在深入考察纳雍岩溶山体节理裂隙发育基础上,利用UDEC离散元建立含深大裂隙岩溶山体的二维地质模型,揭示采动作用下岩溶坡体随深大裂隙扩展贯穿的变形破坏机制,为西南山区岩溶山体的稳定性分析提供参考。

1 滑坡基本概况 1.1 基本地质条件

“8·28普洒特大崩滑灾害”发生于中国贵州省毕节市纳雍县张家湾镇普洒村,滑坡区内地势南高北低,坡顶标高2147 m,坡底标高1842 m,相对高差305 m,是典型的西南岩溶山区“靴”型地貌,呈现为上硬下软、上陡下缓的高陡边坡(图 1)。崩塌体位于岩溶坡体上部,主要由灰岩和泥灰岩构成,坡体上部自然坡度为55°—75°;岩溶坡体下部主要由粉砂质泥岩、泥质粉砂岩和第四系构成,为相对平缓的坡地,坡度10°—25°。

图 1 贵州纳雍张家湾镇普洒村崩塌区地貌特征 Fig. 1 Geomorphic characteristics of the collapse area in Pusa village, Zhangjiawan, Nayong, Guizhou Province

崩塌区内出露的地层由新到老主要为第四系(Q)、三叠系下统夜郎组(T1y)、二叠系上统长兴—大隆组(P2c+d)、二叠系上统龙潭组(P3l)。第四系覆土层主要为粘土、砂质粘土。三叠系下统夜郎组岩性上部为薄至中厚层状灰岩夹泥灰岩;下部为砂质泥岩夹粉砂岩、泥质砂岩、页岩。二叠系上统长兴—大隆组岩性上部为泥质灰岩夹燧石层、页岩、砂质页岩;下部为灰色中厚层状、薄层状灰岩夹粘土层、页岩。二叠系上统龙潭组位于峨嵋山玄武岩组假整合面之上,为一套近海相含煤沉积构造,主要由泥岩、粉砂质泥岩及煤层组成。总体来说,位于山体上部的T1y、P3c+d灰岩、泥灰岩岩石结构致密,力学强度高,抗风化能力强;山体下部的P3l泥岩、粉砂质泥岩强度较低,构成上硬下软工程地质特征。调查区内断裂构造较为发育,断层主要有F1、F2,均对矿区地层及煤层有一定的破坏作用。F1为逆断层,呈北东向横穿矿区,倾向155°—167°,倾角63°—70°,断距5.00~29.00 m。F2为逆断层,倾向南东,倾角70°—75°,断距17.00~69.00 m。其上盘地层倾向157°—176°,倾角7°—9°,如图 2所示。

1—灰岩;2—泥灰岩;3—泥质粉砂岩;4—粉砂质泥岩;5—煤层;6—采空区;7—深大裂隙;8—断层;9—下三叠统夜郎组二段;10—下三叠统夜郎组一段;11—上二叠统长兴组+大隆组;12—上二叠统龙潭组 图 2 贵州纳雍崩塌工程地质剖面图 Fig. 2 Engineering geological profile of the Nayong collapse in Guizhou Province
1.2 岩溶特征

纳雍县地处贵州西北部,气候温和,属于亚热带季风气候,湿润多雨且降水强度大。张家湾镇普洒村崩塌区山体的岩溶作用创造了有利条件。崩塌区老鹰岩上部为可溶岩,下部为非可溶岩,特殊的岩层结构为降雨提供了快速入渗通道;同时,下部弱透水层形成相对隔水底板,有利于地下水的汇集(肖锐铧等,2018)。当地短时强降雨频发,特殊的岩溶山体结构导致地下水位大起大落,侵蚀和冲蚀着岩溶山体(李阳兵等,2003)。在长期作用下,常常形成大量的溶蚀管道(图 3),当短时间的集中降雨汇入这些溶蚀管道中时,一方面不断侵蚀着管道周围的岩石,而另一方面降雨会带来巨大的瞬时水压力,使得溶蚀管道逐渐扩展,裂隙内的填充物也随着雨水冲刷而消失,反复作用之下,逐渐在岩溶山体内形成跨度较长的深大裂隙(图 4)。这些深大裂隙对岩溶边坡稳定性有着重要的影响。

图 3 山体岩溶管道 Fig. 3 Schematic diagram of the karst slope pipeline

图 4 崩塌体后缘岩溶裂隙 Fig. 4 Schematic diagram of the karst fissure at the trailing edge of the collapse

现场调查时,在崩塌区后缘发现大量岩溶塌陷坑(图 5),出露地层为第四系(Q)残坡积土,塌陷坑最大直径可达5.2 m,可见深度2.2 m,说明老鹰岩坡体岩溶作用较为强烈。

图 5 崩塌体后缘山顶岩溶塌陷坑 Fig. 5 Karst collapse pit at the top of the trailing edge of the collapse
1.3 岩溶山体裂隙发育特征

由文献(肖锐铧等,2018)可知,崩塌发生前坡体就开始发生变形,在老鹰岩崩塌区后缘已经形成了一条走向为N31°E—N35°E的地裂缝。裂缝将崩塌体与坡体后缘母岩分隔开来,且裂缝的宽度随着时间逐渐增大,直至2017年山体发生崩塌。经现场实际调查,在崩塌后坡体壁面上可见清晰的溶蚀管道,且壁面灰岩溶蚀强烈,呈现出米黄色(图 6)。岩溶作用对此裂缝的形成有重要的推动作用。同时,在崩塌区后缘海拔2113.18 m处发现拉陷槽(图 7中LD1),槽内岩体破碎,槽壁岩石呈现出米黄色,溶蚀痕迹明显。拉陷槽长约109 m,槽最深处约为13 m,槽宽在25~36 m之间。拉陷槽后方存在多条裂缝(图 7),其中LX1裂缝宽约0.26 m,可见深度25 cm,表层草皮覆盖;LX2裂缝宽约1.5 m,可见深度1.2 m,延展长度超过30 m;LX3裂缝宽约0.8 m,可见深度0.45 m。

图 6 崩塌后坡体壁面 Fig. 6 Wall surface of the slope after the collapse

LD—拉陷槽;LX—拉裂缝 图 7 崩塌后坡体后缘裂隙 Fig. 7 Schematic diagram of cracks at the trailing edge of the slope after the collapse
1.4 采矿活动

普洒煤矿矿区面积0.96 km2,主要含煤地层为龙潭组,煤层倾角一般在7°—12°,其可开采煤层一共6层,平均厚度1.6 m,从上到下分别为M6、M10、M14、M16、M18、M20号煤层。根据矿区的钻孔资料统计得知,煤层顶板岩性主要为砂岩类(夹薄层伪顶)和砂质泥岩类,且煤层直接顶板较薄,多属于不稳定岩层,易出现冒顶、掉块等情况。普洒煤矿采用斜井开拓,矿井采用走向长壁后退式采煤方法,全部垮塌法管理顶板,回采工艺为炮采,掘进工艺为炮掘。从2007年开始,普洒煤矿分别开采了M10、M14、M16、M20号煤层,在山体内部形成了大范围的采空区,采空区上覆岩体逐渐松动,岩溶裂隙进一步扩展、贯穿。至2017年裂缝完全贯通后,老鹰岩底部至腹部岩体垂直应力卸荷,挤压“凸”形山体发生溃屈崩塌。

2 采动作用下岩溶坡体深大裂隙扩展贯通数值模拟试验 2.1 二维数值模型构建

为研究采动作用下岩溶坡体裂隙动态发育规律,以普洒崩塌山体为基本原型,依据纳雍崩塌工程地质剖面示意图(图 2),按比例1:1建立UDEC二维数值模型,模型宽665 m,高377 m。调查资料显示,普洒崩塌山体节理、岩溶裂隙发育强烈(图 8),为了便于建模,二维模型节理产状统一取310°∠7°,节理间距取4.5 m,正交次级节理间距取10 m。通过对崩塌前后的地质调查资料分析得出崩塌源区深大裂隙的分布特征(图 2),在二维模型上设置4条深大裂隙(图 9),以揭示在采动作用下坡体裂隙的发育规律。在模拟过程中,模型均采用岩体经典弹塑性理论摩尔-库伦准则(朱训国等,2016)。边坡模型的左边界和右边界为变形约束边界,定义水平方向的速度为0,固定边坡模型的下边界。边坡的初始应力场为重力场,取g=9.81 m/s2。岩体、层面及节理的物理力学参数根据室内试验结合工程类比与经验取得如表 1表 2

图 8 岩体被节理切割形成块体 Fig. 8 Blocks formed after being cut by joints

图 9 普洒滑坡二维概化计算模型 Fig. 9 Two-dimensional generalized calculation model of the Pusa landslide

表 1 岩体物理力学参数表 Table 1 Physical and mechanical parameters of the rock mass

表 2 结构面物理力学参数表 Table 2 Physical and mechanical parameters of the structural surface

根据调查资料,自2013年开始,山体变形逐渐剧烈,直至2017年发生崩塌。在此期间,普洒煤矿开采的煤层主要是M10、M14号煤层,故此次数值模拟取M10、M14号煤层进行模拟开挖,从而研究煤层开采活动对岩体松动和裂隙扩展造成的影响。模拟过程中,首先开采M10煤层,开采长度280 m,开挖煤层时不留设煤柱,开采分为M10-1、M10-2、M10-3三个工作面(图 10),煤层工作面每次开挖步距为ΔL=20 m。M10煤层开采过程中共有14种工况,每种工况在开挖结束后进行平衡计算,当模型在应力平衡后进行下一步工况的开挖。M14煤层开采方式同M10煤层,开挖长度280 m, 开采过程中共有14种工况,开采时分为M14-1、M14-2、M14-3三个工作面(图 10)。为了研究采动作用下含深大裂隙岩溶山体的变形,在模型斜坡表面和M10-1煤层工作面中心向上设置监测点,监测点位置如图 9所示。

图 10 煤层开挖顺序图 Fig. 10 Sequence diagram of the coal seam excavation
2.2 数值模拟结果分析 2.2.1 采动作用下坡体变形分析

各工作面开采结束时坡体垂直方向(Y方向)的位移云图见图 11。当M10-1工作面开采结束时,采动作用对老鹰岩上部岩体位移影响较小,但M10-1工作面煤层顶板下沉较为明显,顶板Y方向最大位移达1.6 m(图 11a)。随着工作面继续推进,当M10-2工作面开采结束时,由于采动作用引起M10-1工作面上覆岩层的垂直位移迅速向上扩展,影响范围延伸到了坡表临空面(图 11b),此时M10-1煤层顶板垂直最大位移达2.5 m。M10-3工作面开采结束时,由采动作用引起M10-1工作面上覆岩层的垂直位移向上扩展较小(图 11c),煤层顶板Y方向最大位移仍然是2.5 m,原因是M10-3工作面与M10-1工作面距离较远,且M10-3工作面位于坡脚平缓处,所以开采对边坡上部影响较小。M14-1工作面开采结束时的Y方向位移云图见图 11d,采动作用引起M10-1工作面上覆岩层垂直位移向上扩展放大,M10-1煤层顶板最大垂直位移达3.5 m,山体大位移区域增加。当M14-2开采结束时,采动作用引起M10-1工作面上覆岩层的垂直位移向上扩展范围很小(图 11e),但是山体大位移区域进一步增加。M14-3工作面开采结束后,M10-1工作面上覆岩层的垂直位移向上扩展至坡顶(图 11f)。

图 11 普洒崩滑采空下竖向位移云图 Fig. 11 Cloud chart of the vertical displacements under the goaf of the Pusa landslide

用虚线将位移云图中由于采动作用引起上覆岩层的垂直位移区域圈出,用实线将位移影响区域上覆岩体圈出,发现随着煤层工作面开采推进,位移影响区域不断增加,上覆岩体开始逐渐形成一个类似悬臂梁的结构(图 11b11e),由于此悬臂梁上分布有4条深大岩溶裂隙,故此悬臂梁结构并不稳定。从图 11f中可以看出,当煤层工作面进一步推进时,悬臂梁结构发生了断裂,断裂处位于第二条深大岩溶裂隙,原因是第二条深大岩溶裂隙向山体内部延展最深,与位移影响区域最为靠近。

坡体表面监测点的水平位移(X方向)、垂直位移(Y方向)随工况变化的曲线图如图 12a12b所示。从图 12a中可以看出,坡表始终向着临空面方向移动,在开采M10-1、M10-2、M10-3、M14-1四个工作面时,坡表三个监测点的水平位移差异很小,而在开采M14-2和M14-3两个工作面时,测点2的水平位移明显大于其他两个测点,最大达到了1.73 m。由图 9可知,测点2位于坡体中间位置,说明坡体中间部分岩体被挤出。在前面的分析中,悬臂梁结构发生断裂时,主要进行M14-3工作面的开采,可见悬臂梁断裂的岩体对坡体中间软弱岩体有推动作用,使得坡体中间软岩被挤出。在坡表监测点垂直位移曲线图(图 12b)中,测点1在开采M14-3过程中垂直位移急剧增加,这是因为测点1位置处于悬臂梁岩体区域内,悬臂梁结构在开采M14-3过程中发生断裂,造成测点1垂直位移增加;测点2垂直位移在开采M14-2工作面时发生了突变,这是由于M14-2开采以后,测点2位置开始处在位移影响区域内(图 11),所以测点2垂直位移开始快速增加;而测点3是最早处于位移影响区域内的测点,故测点3的垂直位移突变点有两处。

图 12 坡表监测点水平和垂直位移曲线图(监测点位置见图 9) Fig. 12 Horizontal and vertical displacement curves of the monitoring points on the slope surface (Positions of the monitoring points are shown in Fig. 9

M10-1工作面上覆岩层监测点的水平位移和垂直位移随工况变化的曲线如图 13a14b所示。根据图 13a中测点5的水平方向位移曲线的变化,仍然可以得出坡体中间软岩部分向临空面被挤出的结论。由图 9可知测点5的位置处于坡体中间,水平位移在开采M14-2工作面时发生突变并持续增加,到开采M14-3工作面时,测点5的水平位移已经超过其他测点,这是由于坡体中间软岩被悬臂梁断裂岩体向临空面挤出而导致。图 13b中,各测点垂直位移突变点都不一样,测点位置越高,其垂直位移发生突变的工况越靠后,从侧面说明了采动作用对山体内部的影响具有一定的时空效应,随着开采工作面的推进,山体内部位移区域逐渐增大,山体的稳定性也随之降低。

图 13 M10-1工作面上覆岩层监测点水平和垂直位移曲线图(监测点位置见图 9) Fig. 13 Horizontal and vertical displacement curves of the overburden strata monitoring points on the working face M10-1 (Positions of the monitoring points are shown in Fig. 9)
2.2.2 采动作用下坡体裂隙演化分析

在煤层工作面推进过程中,坡体裂隙首先出现在靠近煤层的上覆岩层中,当工作面进一步推进,裂隙逐渐发育,上覆岩层出现离层现象(图 14a)。随着采空区持续增大,煤层顶板开始断裂坍塌充填采空区(图 14b),上覆岩层裂隙进一步向上扩展。煤层开采工作面继续推进,裂隙带(陈建鹏等,2020)的高度呈现出一定的时空效应,可以发现工况越靠后,裂隙带的高度越大(图 14c14d)。在此次模拟中,工况越靠后,坡体内部煤层采空区范围越大,即裂隙带高度随采空区范围的增加而增加。

图 14 煤层上覆岩层垮落示意图 Fig. 14 Schematic diagram of the overburden collapse in the coal seam

统计不同工况开采下M10-1工作面上覆岩层裂隙带高度,绘制裂隙带高度时空演化图(图 15)。从图中可见,M10-1工作面开采结束后,裂缝高度达到了64 m;开采M10-2工作面时,裂隙高度继续增加到84 m;在开采M10-3工作面时,裂隙高几乎没有增加,从图 11c也可以看出M10-3工作面开采结束后,位移影响区域变化很小;M14-1开采结束后,裂隙带高度增长较快,高度增加到了118 m,原因是M14-1位于M10-1工作面正下方,煤层开采后,裂隙带正下方形成了新的采空区,在煤层顶板断裂坍塌充填采空区时,上覆岩层裂隙继续向上扩展;M14-2开采结束后裂隙带高度增加了14 m,而在M14-3开采过程中,裂隙带高度增加较少。

图 15 煤层上覆岩体裂隙带高度时空演化图 Fig. 15 Spatial and temporal evolution of the fracture zone height of the overburden rock mass in the coal seam

随开采推进,上覆岩层变形逐渐向上传递,坡体上部岩层裂隙开始发育(图 16)。当M10-1工作面开采结束时,深大岩溶裂隙Ⅰ最先出现扩展(图 16a),扩展方向沿着裂隙底部右下方;开采进行到M14-1工作面工况20时,深大岩溶裂隙Ⅱ开始在底部发生扩展(图 16b),由图 11d可知,采动引起煤层上覆岩层的垂直位移影响区域扩大到了裂隙Ⅱ底部下方,所以随着位移影响区域内的岩体下沉,裂隙Ⅱ底部逐渐开始扩展,山体稳定性降低;开采M14-2工作面工况23时,坡体中部出现裂缝,裂缝扩展方向如图 16c所示,说明此时悬臂梁结构开始逐步发生断裂,山体稳定性进一步降低;当M14-3开采结束时,悬臂梁结构完全破坏,断裂的岩体沿着岩溶裂隙Ⅱ滑动,对坡体中间软岩区域产生推力,坡体中间软岩被挤出,同时岩溶裂隙Ⅱ开始向临空面扩展(图 16d),并最终贯穿,山体发生失稳破坏。

图 16 坡体上部裂隙发育示意图 Fig. 16 Sketch map of the fracture development in the upper part of the slope
2.2.3 采动作用下岩溶坡体随深大裂隙扩展贯通的失稳破坏机理分析

纳雍普洒崩滑灾害的形成与演化是内在与外在因素共同作用的结果。历史调查资料显示,山体在崩塌前就已经经历了较长时间的变形过程,并在强烈的溶蚀作用下山体顶部形成了4条深大裂隙,其中第二条裂隙对山体的崩塌起到了重要的控制作用。煤层在最开始开采推进过程中,首先在M10-1煤层工作面顶部岩层出现裂隙;随着开采继续推进,采空区范围增大,煤层顶板垮落,上覆岩层裂隙带高度不断增加(图 15),将煤层上覆岩体分为裂隙发育区域和无裂隙发育区域(图 17a),裂隙发育区逐渐向上扩展(图 17b),发育区范围增大,开始靠近临空面;开采工作面继续推进,无裂隙区域逐渐形成了类似悬臂梁的结构(图 17c);由于坡体顶部存在4条深大裂隙,其中第二条裂隙向坡体内部延伸最大,对悬臂梁的破坏起到了控制作用,当裂隙发育区范围进一步扩大,与第二条深大岩溶裂隙接触时,悬臂梁开始破坏,崩塌体沿着第二条岩溶裂隙滑动,坡体中间软岩部分被挤出(图 17d),同时第二条岩溶裂隙与坡体临空面贯穿(图 16d),导致岩溶坡体发生崩塌破坏。

图 17 坡体变形破坏示意图 Fig. 17 Diagram of the slope deformation and failure
3 结论

通过开展岩溶坡体深大裂隙扩展贯通UDEC离散元数值模拟试验,分析了采动作用下岩溶坡体随深大裂隙扩展贯通的失稳破坏机理。

(1) 采动作用对岩溶坡体的稳定性具有重要影响,主要表现在煤层上覆岩体新生裂隙的发育及诱发坡体原有裂隙的扩展。

(2) 坡体内部裂隙的发育具有一定的时空效应,坡体内部裂隙带高度随着采空区范围的增加而增加。

(3) 岩溶坡体深大裂隙对坡体的破坏具有控制作用,坡体破坏时,崩滑体沿着主控裂隙发生滑动。

(4) 随着煤层上覆岩体新生裂隙不断发育,坡体上部形成悬臂梁结构,当采空区范围继续扩大,悬臂梁沿着坡体主控裂隙发生断裂,断裂的岩体沿着主控裂隙滑动,对坡体中间软弱岩体产生推力,坡体中间软岩被挤出,主控裂隙与坡体临空面贯穿,最终坡体发生崩塌破坏。

参考文献/References
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